复杂细粒难选铅锌矿浮选工艺技术研究
摘要
关键词
细粒难选铅锌矿 一段闭路磨矿流程 生产工艺 泡沫结构 流程稳定性 选矿指标
正文
Abstract:In view of the complex fine-grained refractory lead-zinc ore in a mine in Yunnan, the experimental research was carried out from the agent system and flotation process, and it was found that the use of lead coarse concentrate re-grinding and re-separation process and lead concentrate re-grinding and re-separation process can solve the problems of thin foam layer in the selected area, low yield of lead concentrate, high concentration in the selected area, and poor separation effect in the mining process, and the recovery rate of lead beneficiation can be increased from 87.23% to 92.49%, and the recovery rate of zinc beneficiation can be increased from 87.22% through the renewal of the pharmaceutical system and the re-grinding and re-separation process of coarse concentrate increased to 93.39%.
1、前言
云南某矿山1000吨/天工艺原生产流程为:两段一闭路的碎矿流程,最终碎矿细度为-15mm;一段闭路磨矿流程,最终产品为-0.074mm含量75%;浮选流程为抑锌浮铅的优先浮选工艺。但随着采矿工程逐步向深部开展,回采矿量占比增大后,浮选工艺处理的原矿性质与设计初期发生较大变化,铅锌矿与脉石共伴生现象突出,氧化率和原矿含杂质上升趋势明显,进而造成磨矿工段的最终产品不均匀,浮选工段的硫化铅流程粗选、精选区泡沫层较薄,铅精矿产率偏低,金属积压较多,造成铅金属往后流失严重;硫化锌流程粗选泡沫异常丰富,流程负荷较大,精选区浓度较高,分选效果差等现象。铅选矿回收率下降至87.23%,锌选矿回收率下降至87.22%。针对上述问题,本文开展复杂细粒难选铅锌矿浮选工艺试验研究,取得了较好的效果。
2、生产工艺条件及主要影响因素
2.1原矿性质
原矿矿石性质复杂,铅锌连生体较多,铅锌密切共生,接触边界犬牙交错,有固溶体分离结构造成相互包裹的现象。该矿中有用元素Pb含量为2.57%,Zn含量为6.78%,铅氧化率为9.50%—24.47%,锌氧化率为4.69%—12.77%。
2.2磨机流程工艺条件
磨矿采用一段闭路磨矿流程,磨机产品粒度为-0.074mm含量80%、浓度为29-32%。
2.3浮选流程工艺条件
浮选流程采用抑锌浮铅的优先浮选流程,铅锌浮选均为一粗两扫三精的工艺。
2.4主要影响因素
2.4.1磨矿参数
表2-1 磨矿分级各作业点粒级分布情况
粒度(㎜) | 原矿(%) | 排矿(磨机%) | 返砂(%) | 溢流(%) |
+0.074 | 68.97 | 82.20 | 92.55 | 20.49 |
+0.055 | 3.02 | 6.32 | 3.98 | 16.55 |
+0.05 | 0.66 | 0.84 | 0.47 | 3.14 |
+0.037 | 0.69 | 1.00 | 0.60 | 4.97 |
-0.037 | 26.66 | 9.64 | 2.40 | 54.85 |
合计 | 100 | 100 | 100 | 100 |
2.4.2调浆
生产中溢流矿浆在选别作业前采用搅拌桶对溢流矿浆进行分级调浆,矿浆进入第一个搅拌桶后加入硫化锌的抑制剂,使目的矿物与抑制剂充分反应,使其表面形成亲水性薄膜后再进入第二个搅拌桶,加入硫化铅捕收剂及起泡剂,搅拌均匀后再进入浮选作业。
2.4.3药剂制度
现场流程粗选、精选区泡沫层较薄,铅精矿产率偏低,操作人员稳定性控制液面受到限制,扫选泡沫丰富,金属积压较多,造成铅金属往后流失严重等现象都逐步显示在选择捕收剂的合理性上有待进一步验证。
3、试验研究
3.1药剂制度优化对比试验
模拟生产工艺开展硫化铅抑制剂优化对比试验,试验条件见图1,试验结果见表3-1:
图2 硫化铅浮选试验流程图
表3-1 药剂制度试验结果
试验目的 | 样品名称 | 产率 /% | 品位 /% | 回收率 /% | ||
Pb | Zn | Pb | Zn | |||
常规药剂试验(磨矿9分半) | 铅精矿 | 3.16 | 69.61 | 8.29 | 32.25 | 3.01 |
精选中矿 | 10.24 | 39.22 | 5.32 | 58.90 | 18.73 | |
扫选精矿 | 11.18 | 3.24 | 29.71 | 8.17 | 29.95 | |
尾矿 | 75.42 | 0.32 | 4.63 | 5.44 | 31.48 | |
合计 | 100.00 | 4.43 | 11.09 | 100.00 | 100.00 | |
新抑制剂试验(磨矿9分半) | 铅精矿 | 2.60 | 74.13 | 6.9 | 43.32 | 1.62 |
精选中矿 | 7.17 | 26.27 | 29.64 | 42.39 | 19.26 | |
扫选精矿 | 6.18 | 4.29 | 36.11 | 5.96 | 20.21 | |
尾矿 | 84.06 | 0.44 | 7.73 | 8.33 | 58.90 | |
合计 | 100.00 | 4.44 | 11.03 | 100.00 | 100.00 | |
磨机+调整及+新抑制剂试验(磨矿9分半) | 铅精矿 | 2.98 | 73.15 | 7.08 | 47.51 | 1.88 |
精选中矿 | 9.56 | 18.96 | 39.68 | 39.58 | 33.91 | |
扫选精矿 | 7.16 | 3.78 | 38.58 | 5.90 | 24.67 | |
尾矿 | 80.30 | 0.40 | 5.51 | 7.01 | 39.54 | |
合计 | 100.00 | 4.58 | 11.19 | 100.00 | 100.00 |
采用原药剂试验粗选作业铅回收率达到91.5%,尾矿铅品位为0.32%;新药剂试验粗选作业铅回收率为85.71%,尾矿铅品位为0.40%。采用新药剂抑制效果较强,在粗选就有一部分铅锌同步被抑制。
3.2粗精矿再磨再选工艺试验
磨矿7分钟后,试验结果见表3-2.
表3-2 粗精矿再磨对比试验结果
试验目的 | 样品名称 | 产率 /% | 品位 /% | 回收率 /% | ||
Pb | Zn | Pb | Zn | |||
不磨,再选 | 铅精矿 | 5.41 | 58.97 | 11.89 | 13.31 | 2.90 |
精选中矿 | 55.48 | 28.45 | 24.98 | 65.79 | 62.55 | |
扫选精矿 | 22.88 | 19.42 | 25.13 | 18.52 | 25.95 | |
尾矿 | 16.22 | 3.52 | 11.74 | 2.38 | 8.59 | |
合计 | 100.00 | 23.99 | 22.16 | 100.00 | 100.00 | |
粗选再磨7min+调整剂;粗选:乙基+25黑+新抑制剂 | 铅精矿 | 15.04 | 59.95 | 13.34 | 37.25 | 9.30 |
精选中矿 | 29.45 | 33.50 | 22.47 | 40.76 | 30.66 | |
扫选精矿 | 35.14 | 13.80 | 26.91 | 20.03 | 43.81 | |
尾矿 | 20.37 | 2.33 | 17.20 | 1.96 | 16.24 | |
合计 | 100.00 | 24.21 | 21.58 | 100.00 | 100.00 |
粗精矿不再磨直接选别时铅精矿产率较低,铅精矿回收率较低,仅为13.31%,铅精矿含锌为11.89%,存在混合浮选的现象。再磨再选后所得铅精矿中锌品位为13.34%,再磨后闪锌矿较细,浮选活性较高,难以有效抑制,而再磨再选后的尾矿中含锌较高、含铅较低,该部分尾矿如果能够在硫化铅流程上形成开路,这对实现铅锌实际回收率的提升有较大作用。
3.3生产工艺试验
通过开展铅粗选中矿再磨再选,1000吨/天流程硫化铅精选区能够实现局部开路浮选,确保了铅锌连生体实现开路,考查主流程尾矿中铅锌含量。
表3-3 铅铅粗选中矿再磨再选1000吨/天流程生产指标统计表
班次 | 铅精矿(%) | 锌精矿(%) | 尾矿(%) | 回收率(%) | ||||
Pb | Zn | Pb | Zn | Pb | Zn | Pb | Zn | |
生产指标 | 69.83 | 6.24 | 1.17 | 48.34 | 0.18 | 0.30 | 92.49 | 93.39 |
通过铅粗选中矿再磨再选,铅锌连生体部分得到开路后,1000吨/天主流程中各项生产指标均得到明显改善,能够达到预期目标。
4、结论
4.1新型抑制剂可以有效扩大铅锌可浮性差异,但新抑制剂的使用并不能从根本上解决因铅锌连生而造成的铅锌互含高的问题。
4.2通过选取合理作业产品进行细磨,同时进行合理捕收与抑制,从试验结果分析,该思路具有一定的可行性。
4.3经铅粗选中矿实现开路后,1000吨/天流程中的铅锌连生体得到有效处理,铅选矿回收率可提升至92.49%,锌选矿回收率可提升至93.39%。
参考文献
[1]《选矿设计手册》编委会.选矿设计手册[M].北京:冶金工业出版社
[2]《浮游选矿技术》.冶金工业出版社
[3]张慧.组合捕收剂作用机理及应用研究[D].长沙:中南大学,2010.
[4]斯尔詹M.布拉托维奇著.魏安明等译 《浮选药剂手册》.北京.化学工业出版社, 2014.
[5]胡红喜,龙卫刚,彭光继,等.某低品位铅锌矿铅
[6]浮选工艺研究[J].有色金属(选矿部分),2020(2):
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